PL224047B1 - Sposób otrzymywania siarczkowych koncentratów cynku i ołowiu z odpadów flotacyjnych po procesach mechanicznego wzbogacania rud Zn-Pb - Google Patents

Sposób otrzymywania siarczkowych koncentratów cynku i ołowiu z odpadów flotacyjnych po procesach mechanicznego wzbogacania rud Zn-Pb

Info

Publication number
PL224047B1
PL224047B1 PL396301A PL39630111A PL224047B1 PL 224047 B1 PL224047 B1 PL 224047B1 PL 396301 A PL396301 A PL 396301A PL 39630111 A PL39630111 A PL 39630111A PL 224047 B1 PL224047 B1 PL 224047B1
Authority
PL
Poland
Prior art keywords
flotation
product
blend
galena
amount
Prior art date
Application number
PL396301A
Other languages
English (en)
Other versions
PL396301A1 (pl
Inventor
Bogusław Ochab
Grażyna Pajor
Cezary Reguła
Zbigniew Śmieszek
Krystian Cichy
Andrzej Trepka
Andrzej Szary
Artur Górnik
Jerzy Czekaj
Andrzej Wieniewski
Andrzej Chmielarz
Mirosław Indyka
Original Assignee
Andrzej Chmielarz
Krystian Cichy
Jerzy Czekaj
Artur Górnik
Mirosław Indyka
Inst Metali Nieżelaznych
Bogusław Ochab
Grażyna Pajor
Cezary Reguła
Zbigniew Śmieszek
Andrzej Szary
Andrzej Trepka
Andrzej Wieniewski
Zgh Bolesław Spółka Akcyjna
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Andrzej Chmielarz, Krystian Cichy, Jerzy Czekaj, Artur Górnik, Mirosław Indyka, Inst Metali Nieżelaznych, Bogusław Ochab, Grażyna Pajor, Cezary Reguła, Zbigniew Śmieszek, Andrzej Szary, Andrzej Trepka, Andrzej Wieniewski, Zgh Bolesław Spółka Akcyjna filed Critical Andrzej Chmielarz
Priority to PL396301A priority Critical patent/PL224047B1/pl
Publication of PL396301A1 publication Critical patent/PL396301A1/pl
Publication of PL224047B1 publication Critical patent/PL224047B1/pl

Links

Landscapes

  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
  • Processing Of Solid Wastes (AREA)

Description

Opis wynalazku
Przedmiotem wynalazku jest sposób otrzymywania siarczkowych koncentratów cynku i ołowiu z odpadów flotacyjnych powstałych po procesie mechanicznego wzbogacania rud Zn-Pb.
Odpady flotacyjne składowane w stawach osadowych charakteryzują się uziarnieniem < 0,3 mm oraz zawartościami cynku w granicach 0,8-1,4% Zn, ołowiu od ok. 0,6% do ok. 0,9% Pb i żelaza od ok. 8,0% do ok. 12,0% Fe.
Z punktu widzenia składu mineralogicznego ok. 60-65% cynku zawartego w składowanych odpadach występuje w postaci siarczkowego sfalerytu natomiast ok. 25-30% ołowiu jako galena i ok. 80-85% żelaza jako markasyt. Pozostałe minerały cynku, ołowiu i żelaza występują jako smitsonit, cerusyt i limonit i w procesie flotacji nie są odzyskiwane. Mimo niewielkich zawartości siarczkowych minerałów cynku i ołowiu w porównaniu z przerabianą rudą odpady flotacyjne są potencjalnie ważnym źródłem surowca dla produkcji z nich koncentratów cynku i ołowiu. Wynika to z ich niskich kosztów wzbogacania, ponieważ nie wymagają kosztownej podziemnej eksploatacji, kruszenia oraz w znacznej części mielenia.
Z polskiego opisu patentowego nr PL166865 jest znany sposób wytwarzania koncentratu cynku i ołowiu z odpadów poflotacyjnych. Zgodnie z wynalazkiem sposób polega na tym, że zgromadzone na stawach osadowych i osuszone już odpady poflotacyjne przemieszcza się do zbiorników zakładu przeróbki mechanicznej, skąd poprzez dozowanie wprowadza się do urządzeń mielących, gdzie następuje rozdrobnienie do ziarnistości poniżej 0,1 mm, aż do osiągnięcia powyżej 90% udziału tej klasy w nadawie do flotacji, co jest warunkiem dla uwolnienia bardzo drobnych impregnacji w szczególności blendy cynkowej oraz odświeżenia czyli zniszczenia powłok szlamowych na pozostałych ziarnach mineralnych dla umożliwienia ich odzysku poprzez flotację. Uzyskanie takiego uziarnienia w procesie domielania i klasyfikacji jest możliwe dzięki zawartości w przerabianych odpadach frakcji ziarnowej powyżej 0,1 mm w ilości 45% do 80% oraz frakcji drobnej czyli szlamów o uziarnieniu poniżej 0,02 mm w niewielkiej ilości, co umożliwia proces flotowania uwolnionych w procesie mielenia impregnacji blendowych, gdyż nie zachodzi blokada ich powierzchni czyli szlamowanie bardzo szkodliwymi w procesie flotacji szlamami pierwotnymi. Domielone odpady w postaci ich wodnej zawiesiny są poddawane procesowi flotacji po uprzednim zmieszaniu z roztworami odczynników flotacyjnych. Jako odczynników używa się zbieracza - ksantogenianu amylowego, promotora - alifatycznego estru alkilo-tiokarbaminowego i odczynnika pianotwórczego, stanowiącego mieszaninę alkoholi wyższego rzędu, które w swoim łańcuchu węglowodorowym zawierają 6-18 węgli, w celu odflotowania siarczkowych minerałów ołowiu, a następnie siarczanu miedziowego, promotora - alifatycznego oraz kwasu alkilo-tiokarbaminowego i ksantogenianu etylowo - sodowego w celu odflotowania uwolnionych impregnacji minerałów cynkowych. Otrzymane w powyższym procesie flotacji głównej galeny i blendy półprodukty pianowe posiadające podwyższone zawartości ołowiu i cynku są poddawane następnie oczyszczaniu w procesie kilkukrotnej reflotacji w maszynach flotacyjnych, aż do uzyskania kwalifikowanych selektywnych lub kolektywnych koncentratów siarczkowych i utlenionych minerałów - Zn, Pb i Fe, lub też przypadków koncentratów selektywnych są łączone z odpowiednimi półkoncentratami pianowymi z flotacji galenowo - blendowej rudy, a następnie poddawane procesowi wspólnego oczyszczania w procesie kilkakrotnej reflotacji, aż do uzyskania kwalifikowanych koncentratów galeny blendy o zawartości około 25-50% Pb i około 40-50% Zn, stanowiących półprodukty wsadowe do otrzymywania metali w procesie hutniczym lub hydrometalurgicznym. Prowadzenie sposobu selektywnego flotacyjnego wytwarzania koncentratów cynku i ołowiu z odpadów poflotacyjnych w procesie przeróbki rudy galenowo-blendowej jest możliwe pod warunkiem zachowania proporcji półproduktów pianowych pochodzących z przerobu rudy i z przerobu odpadów. Stosunek ten powinien utrzymywać się jak 1:1, co zabezpiecza przed nadmierną ilością balastowego markasytu w półprodukcie pianowym poddawanym reflotacji czyszczącej. Zawartość markasytu w mętach flotacyjnych półproduktu pianowego nie wpływa korzystnie na proces flotacji czyszczącej. W procesie flotacji siarczków stosowane są następujące odczynniki:
• ksantogenian amylowy lub cykloheksylowy - jako kolektor galeny, • siarczan miedziowy - jako aktywator blendy, • ksantogenian etylowy - jako kolektor blendy, • alifatyczny ester kwasu alkilo-tiokarbaminowego - jako promotor, • mieszanina alkoholi terpenowych lub innych alkoholi wyższego rzędu - jako odczynnik pianotwórczy.
W procesie flotacji minerałów utleniających stosowane są następujące odczynniki:
PL 224 047 B1 • siarczek sodu - jako odczynnik siarczkujący, • amina - jako kolektor, • mieszanina alkoholi terpenowych lub innych alkoholi wyższego rzędu - jako odczynnik pianotwórczy.
W wyniku stosowania technologii według wynalazku z gruboziarnistych odpadów poflotacyjnych odzyskuje się około od 35 do 45% minerałów cynku i około 25 do 30% minerałów ołowiu w formie następujących koncentratów:
• koncentrat galenowy zawierający od 25 do 50% Pb, • koncentrat blendowy zawierający od 40 do 50% Zn, • koncentrat kolektywny zawierający około: 4-7% Zn, 20-25% Pb, 15-20% Fe.
Sposób produkcji koncentratów cynku i ołowiu z odpadów według wynalazku polega na pobieraniu i przemieszczaniu odpadów ze stawu do zbiornika nadawczego, gdzie po dodaniu wody wytwarza się zawiesinę, którą następnie kieruje się do procesu klasyfikacji hydraulicznej w hydrocyklonie. Produkt wylewowy hydrocyklonu, w którym gromadzą się ziarna grubsze kieruje się do mielenia w młynie kulowym, w którym następuje ich rozdrobnienie do uziarnienia < 0,12 mm, a następnie zawraca się go do zbiornika nadawczego celem poddania klasyfikacji kontrolnej wspólnie ze świeżą patią odpadów ze stawu.
Produkt przelewowy hydrocyklonu o uziarnieniu < 0,12 mm kieruje się do operacji odmulania w hydrocyklonie, gdzie w jego produkcie przelewowym wyprowadza się najdrobniejsze ziarna jako frakcję mułową o wielkości ziarna < 0,02 mm. Frakcję tą poddaje się oddzielnemu procesowi flotacji selektywnej lub kolektywnej galeny i sfalerytu.
Wydzielenie i oddzielna flotacja tej frakcji stanowiącej masowo około 15-20% przerabianych odpadów wpływa istotnie na poprawę wskaźników w procesie flotacji pozostałej części odpadów. Zawiera ona szkodliwe dla procesu flotacji muły pierwotne zawarte w rudzie i uwolnione w trakcie domielenia minerały ilaste takie jak kaolin oraz uwodnione tlenki żelaza jak getyt i limonit, powstałe w wyniku procesu utleniania siarczkowych minerałów żelaza. Zastosowanie odmiennych warunków flotacji tej frakcji prowadzonej przy niskim zagęszczeniu części stałych w obecności depresora minerałów ilastych i wodorotlenków żelaza pozwala na wyprowadzenie zawartych w niej siarczkowych minerałów cynku i ołowiu w postaci półkoncentratu i skierowanie jej pozostałości bezpośrednio do odpadów końcowych.
Produkty pianowe z flotacji frakcji mułowej zawierające podwyższone zawartości cynku i ołowiu (lecz nie na tyle wysokie by mogły być kierowane bezpośrednio do flotacji czyszczących) dodawane są w przypadku flotacji selektywnej odpowiednio do nadawy flotacji głównej galeny i nadawy flotacji głównej blendy, natomiast w przypadku flotacji kolektywnej do nadawy flotacji głównej Z n -Pb. Flotację selektywną galeny prowadzi się w jednym etapie, skąd produkt pianowy podlega trzem etapom flotacji czyszczącej prowadzonej w środowisku o podwyższonym pH uzyskanym przez dodatek wodorotlenku wapnia w wyniku, której uzyskiwany jest finalny koncentrat galenowy. Odpady flotacji głównej galeny poddaje się dwuetapowej flotacji blendy, w której produkt pianowy z pierwszego etapu zawierający najwyższe zawartości cynku kieruje się do dwustopniowej operacji flotacji czyszczącej, gdzie jest wytwarzany końcowy koncentrat blendowy, natomiast produkt pianowy z drugiego etapu flotacji blendy zawraca się do początku selektywnej flotacji blendy.
W przypadku prowadzenia flotacji kolektywnej produkt pianowy z operacji flotacji galeny i blendy z frakcji mułowej poddaje się wspólnie z produktem wylewowym hydrocyklonu odmulającego dwuetapowej flotacji galeny i blendy. Pierwszym etapem jest flotacja główna, a drugim flotacja kontrolna Zn-Pb. Produkt pianowy flotacji głównej poddaje się dwustopniowej flotacji czyszczącej, prowadzonej w środowisku o podwyższonym pH uzyskanym przez dodatek wodorotlenku wapnia, w której uzyskuje się produkt finalny, natomiast produkt pianowy z flotacji kontrolnej oraz produkt odpadowy z pierwszego stopnia czyszczenia, które zawierają jeszcze w swoim składzie znaczny udział zrostów sfalerytowo-markasytowych zawraca się do zbiornika nadawczego celem poddania powtórnej klasyfikacji, domielenia i flotacji.
Produkt odpadowy z drugiego stopnia czyszczenia zawierający podobne zawartości cynku i ołowiu jak produkt pianowy flotacji głównej zawraca się do pierwszego stopnia czyszczenia, natomiast produkty komorowe z flotacji frakcji mułowej oraz flotacji kontrolnej stanowiące odpad końcowy kieruje się do wtórnego składowania w stawie osadowym.
W procesie flotacji siarczkowych minerałów cynku i ołowiu używane są następujące odczynniki flotacyjne:
• - krzemian sodu - jako depresor minerałów ilastych i uwodnionych tlenków żelaza
PL 224 047 B1 • - wodorotlenek wapnia - jako depresor siarczkowych minerałów żelaza • - ksantogenian izo-amylowy - jako zbieracz galeny • - siarczek trójizobutylofosfiny - jako odczynnik wspomagający flotację galeny i blendy • - siarczan miedzi - jako aktywator blendy • - O-izopropylo-N-etyleno karbaminian - jako główny selektywny zbieracz blendy • - ksantogenian etylowy - jako uzupełniający zbieracz blendy • - corflot - mieszanina eteru butylowego glikolu dietylenowego i eteru etylowego glikolu trietylenowego jako odczynnik pianotwórczy
W wyniku stosowania opisanej technologii odzyskuje się z odpadów flotacyjnych ok. 75-80% siarczku cynku i ok. 50-55% siarczku ołowiu w formie koncentratów:
• - koncentrat galenowy zawierający od 30-55% Pb • - koncentrat blendowy zawierający od 50-55% Zn • - koncentrat kolektywny zawierający od 46-51% Zn, 4,5-12,5% Pb i ok. 4.5 ok. 7,5% Fe
Przedmiot wynalazku został objaśniony w przykładzie wykonania na rysunku, na którym fig. 1 przedstawia schemat postępowania dla przypadku flotacji selektywnej, a fig. 2 ilustruje schemat flotacji kolektywnej.
P r z y k ł a d 1
Jak pokazano na fig. 1 rysunku odpady flotacyjne ze stawu osadowego kieruje się do zbiornika nadawczego 1 gdzie prowadzi się przygotowanie ich wodnej zawiesiny przed procesem klasyfikacji 3 w hydrocyklonie do gęstości 1600 +/- 50 g/dm3. W procesie klasyfikacji hydraulicznej w hydrocyklonie 2 w jego produkcie przelewowym zostają wydzielone ziarna o wymiarze poniżej 0,12 mm natomiast 3 ziarna większe zgromadzone w produkcie wylewowym gęstości ok. 2100 +/- 100 g/dm3 kieruje się do domielenia w młynie kulowym 3 skąd po domieleniu zawraca się je do zbiornika nadawczego 1 w celu poddania kontrolnej klasyfikacji w hydrocyklonie 2. Produkt przelewowy hydrocyklonu kieruje się do operacji odmulania przebiegającej w hydrocyklonie 4. W operacji tej w produkcie przelewowym hydrocyklonu odmulającego zostają wydzielone najdrobniejsze ziarna jako frakcja mułowa o wielkości ziarna < 0,02 mm stanowiąca ok. 15-20% masy przerabianych odpadów. Produkt ten poddaje się procesowi selektywnej flotacji galeny 5 a następnie selektywnej flotacji blendy 6 przebiegającej przy obniżo3 nej gęstości wynoszącej ok. 1160 +/- 20 g/dm3. Dla poprawy warunków flotacji stosuje się na początku procesu dodatek krzemianu sodu w ilości 250 g/t flotowanego materiału jako depresora minerałów ilastych wodorotlenków żelaza, a następnie dodatek siarczku trójizobutylofosfiny przygotowany jako 20% roztwór w alkoholu etylowym w ilości 10 g/t jako odczynnik wspomagający flotację galeny. W dalszej kolejności dodaje się ksantogenian izoamylowy w ilości 25 g/t będący podstawowym odczynnikiem zbierającym we flotacji galeny oraz odczynnik spieniający corflot w ilości 10 g/t. Flotację galeny z frakcji mułowej odpadów prowadzi się w czasie 10 min.
Produkt pianowy z tej operacji zawierający od ok. 2,0-4,0% Pb kieruje się do nadawy flotacji głównej galeny 7. Produkt odpadowy po flotacji galeny z frakcji mułowej podlega w dalszej kolejności flotacji blendy. W tym celu do zawiesiny dodaje się siarczan miedzi będący aktywatorem blendy w ilości 400 g/t, a następnie O-izopropylo-N-etylenokarbaminian w ilości 15 g/t, ksantogenian etylowy w ilości 10 g/t oraz odczynnik spieniający corflot w dawce 5,0 g/t. Flotację blendy prowadzi się w czasie 15 minut. Produkt odpadowy z tej flotacji będący odpadem końcowym kieruje się do stawu osadowego 19, natomiast produkt pianowy dodaje się do nadawy flotacji selektywnej blendy 11. Produkt wylewowy z operacji odmulania w hydrocyklonie 4 wspólnie z produktem pianowym flotacji galeny 3 z frakcji mułowej 5 po rozcieńczeniu wodą do gęstości 1380 +/- 30 g/dm3 stanowi nadawę do flotacji głównej galeny 7 przebiegającej z dodatkiem do tego procesu siarczku trójizobutylofosfiny w ilości 5 g/t jako odczynnika wspomagającego oraz 15 g/t ksantogenianu izoamylowego będącego zbieraczem galeny i 10 g/t corflotu używanego jako odczynnik spieniający. Flotację główną galeny prowadzi się w jednym etapie w czasie 10 minut, a jej produkt pianowy podlega trójetapowej flotacji czyszczącej 8, 9 i 10 prowadzonej przy podwyższonym pH środowiska wynoszącym w poszczególnych etapach odpowiednio 9,0; 9,5 i 10,0 poprzez dodatek do zawiesiny wodorotlenku wapnia w wyniku, której uzyskuje się produkt finalny, jakim jest selektywny koncentrat galeny, który następnie kieruje się do zagęszczania 15 i filtracji 16.
Produkt odpadowy z pierwszego etapu flotacji czyszczącej galeny zawraca się do początku procesu do zbiornika przygotowawczego nadawy 1 natomiast produkty odpadowe z pozostałych etapów flotacji czyszczącej galeny zawraca sie do jej operacji poprzedzających. Po flotacji głównej galeny odpady wspólnie z produktem pianowym z flotacji blendy z frakcji mułowej podlegają dalszej flotacji
PL 224 047 B1 blendy. W tym celu do zawiesiny dodaje się siarczan miedzi jako aktywator blendy w ilości 250 g/t flotowanego materiału, a następnie siarczek trójizobutylofosfiny w ilości 10 g/t pełniący rolę odczynnika wspomagającego oraz O-izopropylo-N-etyleno karbaminian w ilości 10 g/t jako podstawowy zbieracz blendy i corflot w dawce 5 g/t jako odczynnik spieniający. Produkt pianowy z pierwszego etapu flotacji blendy stanowiący etap flotacji głównej prowadzonej w czasie 10 minut podlega dwustopniowej flotacji czyszczącej prowadzonej przy podwyższonym pH środowiska wynoszącym w poszczególnych etapach odpowiednio 9,0 i 9,5 poprzez dodatek wodorotlenku wapnia, której końcowym produktem jest selektywny koncentrat blendowy, który w dalszych etapach kieruje się do procesu zagęszczania 17 i filtracji 18. Produkt odpadowy flotacji głównej blendy podlega w dalszym etapie flotacji kontrolnej blendy 12 po wprowadzeniu do zawiesiny ksantogenianu etylowego w ilości 5 g/t. W tym etapie flotacji trwającym również 10 minut do produktu pianowego zostają wyprowadzone najtrudniej flotujące ziarna blendy. Z uwagi na zbyt niską zawartość cynku uniemożliwiającą jego skierowanie do flotacji czyszczącej produkt ten jest zawracany do początku flotacji głównej blendy. Produkt odpadowy z etapu flotacji kontrolnej blendy będący odpadem końcowym wspólnie z produktem odpadowym z flotacji frakcji mułowej kieruje się do składowania w stawie osadowym 19.
P r z y k ł a d 2
W przykładzie wykonania przedstawionym na schemacie - fig. 2, odpady flotacyjne ze stawu osadowego kieruje się do zbiornika nadawczego 1, w którym odbywa się ich przygotowanie jako wod3 nej zawiesiny przed procesem klasyfikacji w hydrocyklonie do gęstości 1600 +/- 50 g/dm3. W procesie klasyfikacji hydraulicznej w hydrocyklonie 2 w jego produkcie przelewowym zostają wydzielone ziarna o wymiarze poniżej 0,12 mm, natomiast ziarna większe zgromadzone w produkcie wylewowym o gę3 stości ok. 2100 +/- 100 g/dm3 kieruje się do domielenia w młynie kulowym 3, skąd po domieleniu zawraca się je do zbiornika nadawczego 1 w celu poddania kontrolnej klasyfikacji w hydrocyklonie 2. Produkt przelewowy hydrocyklonu kieruje się do operacji odmulania przebiegającej w hydrocyklonie 4. W operacji tej w produkcie przelewowym hydrocyklonu odmulającego zostają wydzielone najdrobniejsze ziarna jako frakcja mułowa o wielkości ziarna < 0,02 mm stanowiąca ok. 15-20% masy przerabianych odpadów. Produkt ten poddaje się procesowi kolektywnej flotacji galeny i blendy 5 przebiegają3 cej przy obniżonej gęstości wynoszącej ok. 1160 +/- 20 g/dm3. Dla zminimalizowania szkodliwego wpływu najdrobniejszych cząstek mułowych na wyniki flotacji, na początku procesu stosuje się dodatek krzemianu sodu w ilości 250 g/t flotowanego materiału jako depresora minerałów ilastych i wodorotlenków żelaza. W dalszej kolejności dodaje się siarczan miedzi dla aktywacji blendy w ilości 400 g/t, a następnie siarczek trójizobutylofosfiny przygotowany jako 20% roztwór w alkoholu etylowym, w ilości 10 g/t jako odczynnik wspomagający adsorpcję podstawowych zbieraczy na ziarnach flotowanych minerałów. Jako zbieracza galeny używa się ksantogenianu izoamylowego w ilości 20 g/t, a jako zbieracza blendy O-izopropylo-N-etyleno karbaminianu w ilości 15 g/t oraz odczynnika spieniającego corflot w ilości 8 g/t. Flotację galeny i blendy z frakcji mułowej odpadów prowadzi się w czasie 15 min. Produkt pianowy z tej operacji zawierający ok. 3,0-6,0% Zn i 1,5-3,5% Pb kieruje się do procesu flotacji głównej galeny i blendy 6 z odmulonej frakcji odpadów stanowiącej produkt wylewowy hydrocy3 klonu odmulającego 4 rozcieńczony wodą do gęstości 1380 +/- 30 g/dm3.
W tym etapie procesu następuje aktywacja blendy siarczanem miedzi w ilości 250 g/t a następnie dodatku siarczku trójizobutylofosfiny w ilości 10 g/t jako odczynnika wspomagającego adsorpcję głównych zbieraczy na ziarnach flotowanych minerałów, którymi są ksantogenian izoamylowy w ilości 15 g/t jako zbieracz galeny i O-izopropylo-N-etyleno karbaminian w dawce 10 g/t jako zbieracz blendy. Odczynnikiem pianotwórczym jest corflot w ilości 10 g/t, który jest mieszaniną eteru butylowego glikolu dietylenowego i eteru etylowego glikolu trietylenowego. Flotację tę prowadzi się w dwóch etapach trwających po 10 minut jako flotacja główna i flotacja kontrolna. Produkt pianowy z etapu flotacji głównej charakteryzujący się najwyższymi zawartościami cynku i ołowiu podlega dwustopniowej flotacji czyszczącej 8 i 9, którą prowadzi się przy podwyższonym pH środowiska wynoszącym odpowiednio 9,0 i 9,5 poprzez dodatek wodorotlenku wapnia, której końcowym produktem jest kolektywny koncentrat blendowo-galenowy kierowany w dalszych etapach do procesu zagęszczania 10 i filtracji 11. Produkt odpadowy z flotacji głównej galeny i blendy podlega flotacji kontrolnej galeny i blendy 7 po uprzednim dodatku do niego ksantogenianu izoamylowego i ksantogenianu etylowego w ilościach po 5 g/t. W tym etapie procesu zostają wydzielone najtrudniej flotujące ziarna galeny i blendy występujące w dużej części jako zrosty z markazytem, które wspólnie z produktem odpadowym z pierwszego etapu flotacji czyszczącej 8 zawraca się do zbiornika nadawy 1 w celu poddania powtórnej klasyfikacji i domieleniu.

Claims (4)

  1. Zastrzeżenia patentowe
    1. Sposób otrzymywania siarczkowych koncentratów cynku i ołowiu z odpadów flotacyjnych po procesach mechanicznego wzbogacania rud Zn-Pb, znamienny tym, że odpady flotacyjne ze stawu osadowego kieruje się do zbiornika nadawczego (1), w którym przygotowuje się ich wodną zawiesinę 3 o gęstości 1600 +/- 50 g/dm3 przed procesem klasyfikacji w hydrocyklonie (2), w którego produkcie przelewowym wydziela się ziarna o wymiarze poniżej 0,12 mm, natomiast ziarna większe zgromadzone 3 w produkcie wylewowym o gęstości 2100 +/-100 g/dm3 kieruje się do domielenia w młynie kulowym (3) skąd po domieleniu zawraca się je do zbiornika nadawczego (1) w celu poddania ponownej kontrolnej klasyfikacji w hydrocyklonie (2), z którego produkt przelewowy kieruje sie do hydrocyklonu (4), w którym odmula się go, otrzymując jako frakcję mułową najdrobniejsze ziarna o wielkości ziarna < 0,02 mm, 3 co stanowi 15-20% masy przerabianych odpadów i tak otrzymany produkt o gęstości 1160 +/- 20 g/dm poddaje się flotacji galeny (5) z dodatkiem krzemianu sodu w ilości 250 g/t flotowanego materiału jako depresora minerałów ilastych i wodorotlenków żelaza, siarczku trójizobutylofosfiny przygotowanego jako 20% roztwór w alkoholu etylowym w ilości 10 g/t jako odczynnika wspomagającego flotację galeny (5), po czym do roztworu dodaje się następnie ksantogenian izoamylowy w ilości 25 g/t jako główny odczynnik zbierający we flotacji galeny oraz odczynnik spieniający w postaci corflotu w ilości 10 g/t, przy czym flotację galeny z frakcji mułowej prowadzi się przez czas 10 minut, a produkt pianowy zawierający od 2,0 do - 4,0% Pb kieruje się do nadawy flotacji głównej galeny (7) i po odflotowaniu galeny do zawiesiny dodaje się siarczan miedzi będący aktywatorem blendy w ilości 400 g/t, a następnie O-izopropylo-N-etylenokarbaminian w ilości 15 g/t, ksantogenian etylowy w ilości 10 g/t oraz odczynnik spieniający corflot w dawce 5,0 g/t prowadząc w czasie15 minut flotację blendy, przy czym produkt odpadowy z tej części procesu flotacji kieruje się do stawu osadowego (19), natomiast produkt pianowy z tej części flotacji dodaje się do nadawy flotacji selektywnej blendy (11), po czym produkt wylewowy z hydrocyklonu (4) wspólnie z produktem pianowym flotacji galeny z frakcji mułowej (5) po roz3 cieńczeniu wodą do gęstości 1380 +/- 30 g/dm3, stanowi nadawę do flotacji głównej galeny (7), którą prowadzi się przez czas 10 minut z dodatkiem siarczku trójizobutylofosfiny w ilości 5 g/t jako odczynnika wspomagającego oraz 15 g/t ksantogenianu izoamylowego będącego zbieraczem galeny i 10 g/t corflotu używanego jako odczynnik spieniający, z tym, że produkt pianowy podlega trójstopniowej flotacji czyszczącej (8), (9) i (10) prowadzonej przy podwyższonym pH środowiska wynoszącym w poszczególnych etapach odpowiednio 9,0; 9,5 i 10,0 poprzez dodatek do zawiesiny wodorotlenku wapnia, a tak uzyskany selektywny koncentrat galeny kieruje się z kolei do zagęszczania (15) i filtracji (16), natomiast produkt odpadowy z pierwszego etapu flotacji czyszczącej galeny zawraca się do początku procesu do zbiornika przygotowawczego nadawy (1) zaś produkty odpadowe z pozostałych etapów flotacji czyszczącej galeny zawracane są do operacji poprzedzających, i po tak zakończonej fazie flotacji głównej galeny rozpoczyna się dwuetapową flotację blendy (11) i (12), w której do odpadów flotacji głównej galeny wspólnie z produktem pianowym z flotacji blendy z frakcji mułowej (6) dodaje się siarczan miedzi jako aktywator blendy w ilości 250 g/t flotowanego materiału, a następnie siarczek trójizobutylofosfiny w ilości 10 g/t pełniący rolę odczynnika wspomagającego oraz O-izopropylo-N-etylenokarbaminian w ilości 10 g/t jako podstawowy zbieracz blendy i corflot w dawce 5 g/t jako odczynnik spieniający, przy czym pierwszy etap flotacji prowadzi się przez czas 10 minut, zaś produkt pianowy z tego etapu poddaje się dwustopniowej flotacji czyszczącej (13) i (14) prowadzonej przy podwyższonym pH środowiska wynoszącym w poszczególnych etapach odpowiednio 9,0 i 9,5 uzyskanym dzięki dodatkowi wodorotlenku wapnia, uzyskując selektywny koncentrat blendowy, który kieruje się w dalszych etapach do procesu zagęszczania (17) i filtracji (18), zaś produkt odpadowy z pierwszego stopnia czyszczenia zawracany jest do początku flotacji głównej blendy a produkt odpadowy z drugiego stopnia czyszczenia do operacji poprzedzającej, po czym do produktu odpadowego flotacji głównej blendy wprowadza się ksantogenian etylowy w ilości 5 g/t, prowadząc przez 10 minut flotację kontrolną blendy (12), której produkt pianowy jest zawracany do nadawy flotacji głównej blendy.
  2. 2. Sposób według zastrz. 1, znamienny tym, że stanowiący odpad końcowy produkt odpadowy z etapu flotacji kontrolnej blendy wspólnie z produktem odpadowym z flotacji frakcji mułowej kieruje się do składowania w stawie osadowym (19).
  3. 3. Sposób otrzymywania siarczkowych koncentratów cynku i ołowiu z odpadów flotacyjnych po procesach mechanicznego wzbogacania rud Zn-Pb, znamienny tym, że odpady flotacyjne ze stawu osadowego kieruje się do zbiornika nadawczego (1), w którym przygotowuje się ich wodną zawiesinę 3 o gęstości 1600 +/- 50 g/dm3 przed procesem klasyfikacji w hydrocyklonie (2), w którego produkcie
    PL 224 047 B1 przelewowym wydziela się ziarna o wymiarze poniżej 0,12 mm, natomiast ziarna większe zgromadzo3 ne w produkcie wylewowym o gęstości 2100 +/- 100 g/dm3 kieruje się do domielenia w młynie kulowym (3) skąd po domieleniu zawraca się je do zbiornika nadawczego (1) w celu poddania ponownej kontrolnej klasyfikacji w hydrocyklonie (2), z którego produkt przelewowy kieruje się do hydrocyklonu (4), w którym odmula się go otrzymując jako frakcję mułową najdrobniejsze ziarna o wielkości ziarna < 0,02 mm, co stanowi 15-20% masy przerabianych odpadów i tak otrzymany produkt o gęstości 3
    1160 +/- 20 g/dm3 poddaje się flotacji galeny i blendy (5) z dodatkiem krzemianu sodu w ilości 250 g/t flotowanego materiału jako depresora minerałów ilastych i wodorotlenków żelaza, siarczanu miedzi jako aktywatora blendy w ilości 400 g/t flotowanego materiału, siarczku trójizobutylofosfiny przygotowanego jako 20% roztwór w alkoholu etylowym w ilości 10 g/t jako odczynnika wspomagającego flotację galeny i blendy, ksantogenian izoamylowy w ilości 20 g/t jako głównego zbieracza galeny, O-izopropylo-N-etyleno-karbaminianu w ilości 15 g/t jako zbieracza blendy oraz odczynnika spieniającego corflot w ilości 8 g/t, przy czym flotację galeny i blendy z frakcji mułowej prowadzi się przez czas 15 minut, a produkt odpadowy z tej części procesu flotacji kieruje się do stawu osadowego (12), zaś produkt pianowy wspólnie z produktem wylewowym hydrocyklonu (4) rozcieńczony wodą do gęstości 3
    1380 +/- 30 g/dm3 stanowi nadawę do dwuetapowej flotacji kolektywnej galeny i blendy (6) i (7), do której dodaje się siarczan miedzi jako aktywator blendy w ilości 250 g/t flotowanego materiału, a następnie siarczek trójizobutylofosfiny w ilości 10 g/t pełniący rolę odczynnika wspomagającego, ksantogenian izoamylowy w ilości 15 g/t jako zbieracz galeny, O-izopropylo-N-etylenokarbaminian w ilości 10 g/t jako zbieracz blendy i corflot w dawce 10 g/t jako odczynnik spieniający, przy czym pierwszy etap flotacji prowadzi się przez czas 10 minut, zaś produkt pianowy z tego etapu poddaje się dwustopniowej flotacji czyszczącej (8) i (9) prowadzonej przy podwyższonym pH środowiska wynoszącym w poszczególnych etapach odpowiednio 9,0 i 9,5 uzyskanym dzięki dodatkowi wodorotlenku wapnia, uzyskując kolektywny koncentrat blendowo-galenowy, który kieruje się w dalszych etapach do procesu zagęszczania (10) i filtracji (11), natomiast produkt odpadowy z pierwszego stopnia czyszczenia zawraca się do zbiornika nadawy (1), a produkt odpadowy z drugiego stopnia czyszczenia do operacji poprzedzającej (8), po czym do produktu odpadowego flotacji głównej galeny i blendy wprowadza się ksantogenian izoamylowy w ilości 5 g/t i ksantogenian etylowy w ilości 5 g/t, prowadząc przez 10 minut flotację kontrolną galeny i blendy (7), której produkt pianowy jest zawracany do zbiornika nadawy (1).
  4. 4. Sposób według zastrz. 3, znamienny tym, że stanowiący odpad końcowy produkt odpadowy z etapu flotacji kontrolnej galeny i blendy wspólnie z produktem odpadowym z flotacji galeny i blendy z frakcji mułowej kieruje się do składowania w stawie osadowym (12).
PL396301A 2011-09-12 2011-09-12 Sposób otrzymywania siarczkowych koncentratów cynku i ołowiu z odpadów flotacyjnych po procesach mechanicznego wzbogacania rud Zn-Pb PL224047B1 (pl)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
PL396301A PL224047B1 (pl) 2011-09-12 2011-09-12 Sposób otrzymywania siarczkowych koncentratów cynku i ołowiu z odpadów flotacyjnych po procesach mechanicznego wzbogacania rud Zn-Pb

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
PL396301A PL224047B1 (pl) 2011-09-12 2011-09-12 Sposób otrzymywania siarczkowych koncentratów cynku i ołowiu z odpadów flotacyjnych po procesach mechanicznego wzbogacania rud Zn-Pb

Publications (2)

Publication Number Publication Date
PL396301A1 PL396301A1 (pl) 2012-05-21
PL224047B1 true PL224047B1 (pl) 2016-11-30

Family

ID=46061044

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
PL396301A PL224047B1 (pl) 2011-09-12 2011-09-12 Sposób otrzymywania siarczkowych koncentratów cynku i ołowiu z odpadów flotacyjnych po procesach mechanicznego wzbogacania rud Zn-Pb

Country Status (1)

Country Link
PL (1) PL224047B1 (pl)

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US9885095B2 (en) 2014-01-31 2018-02-06 Goldcorp Inc. Process for separation of at least one metal sulfide from a mixed sulfide ore or concentrate

Cited By (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US9885095B2 (en) 2014-01-31 2018-02-06 Goldcorp Inc. Process for separation of at least one metal sulfide from a mixed sulfide ore or concentrate
US10370739B2 (en) 2014-01-31 2019-08-06 Goldcorp, Inc. Stabilization process for an arsenic solution
US11124857B2 (en) 2014-01-31 2021-09-21 Goldcorp Inc. Process for separation of antimony and arsenic from a leach solution

Also Published As

Publication number Publication date
PL396301A1 (pl) 2012-05-21

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN103381389A (zh) 提高尾矿二次回收率的生产工艺
AU2013293041B2 (en) Monothiophosphate containing collectors and methods
WO2012053915A1 (en) A process of gold and copper recovery from mixed oxide - sulfide copper ores
RU2403296C1 (ru) Способ комплексной переработки лежалых хвостов обогащения вольфрамсодержащих руд
AU2011205157B1 (en) Method of beneficiation of phosphate
CN107617508A (zh) 一种细粒钨锡共伴生矿选矿工艺
KR101576927B1 (ko) 부유선별 및 비중선별 연속공정에 의한 고품위 중석정광 회수방법
KR101468731B1 (ko) 유화소다를 이용한 저품위 회중석의 부유선별 방법
CA3012862C (en) Beneficiation process for enhancing uranium mineral processing
US5338337A (en) Beneficiation process
US20200078795A1 (en) Mineral processing plant
RU2465353C1 (ru) Способ извлечения золота из бедных малосульфидных руд
JP2012115781A (ja) 砒素を含む含銅物の選鉱方法
CN109647612B (zh) 一种多产品重介质分选抛尾工艺
CN113333153B (zh) 一种高原地区细粒嵌布铜矿的选矿方法
ES2283519T3 (es) Ajuste de ph en la flotacion de minerales de sulfuro.
RU2284221C1 (ru) Способ получения коллективного концентрата для извлечения благородных металлов
US4283277A (en) Beneficiation of trona by flotation
PL224047B1 (pl) Sposób otrzymywania siarczkowych koncentratów cynku i ołowiu z odpadów flotacyjnych po procesach mechanicznego wzbogacania rud Zn-Pb
RU2424333C1 (ru) Способ комплексной переработки хвостов обогащения вольфрамсодержащих руд
CN107377232A (zh) 一种用于铅精矿浮选工艺中的组合抑制剂
JP2010229542A (ja) 含銅物からの黄鉄鉱の分離方法
KR101071403B1 (ko) 부유선별에 의한 금은 광물 선별 방법
CN112844818B (zh) 一种铜锌硫化矿选矿分离的方法
RU2425720C1 (ru) Способ селективного выделения медных минералов в концентраты при обогащении медно-цинковых пиритсодержащих руд